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第一章概况第一节工作面位置及井上下关系工作面位置及井上下关系见表1表1工作面位置及井上下关系表水平名称七五二水平采区名称四 盘 区地面标高+988 - +1077井下标高+695 - +725地面相对位置3405工作面地表为丘陵地带,且被黄土覆盖,无任何建筑物。回采对地面设施的影响无井下位置及与四邻关系3405工作面位于七五二水平四盘区,南面为四盘区专用回风大巷、轨道运输大巷和皮带运输大巷, 北面为实体煤, 东面为3406工作面(2007年7月至2008年8月已采),西面为3404工作面(2006年5月至2007年6月已采),3405工作面和已采的两个工作面中间各留有20m保安煤柱。运输顺槽长度m1541工作面长度/m176面积/m2271216第二节煤 层工作面煤层情况见表2 表2工作面煤层情况表煤层厚度m5.8煤层结构单一煤层倾角()0-5开采煤层3号煤 种无烟煤稳定程度稳定煤层情况描 述煤层层理明显,节理、裂隙较发育,煤质较好。煤层倾角05度,大致呈南北走向,东高西低,普氏硬度F=3,容重为1.45t/m3。第三节煤层顶底板工作面煤层顶底板情况见表3表3煤层顶底板情况表顶底板名称岩石名称厚度m特 征基本顶细 砂 岩5.3灰黑色,坚硬致密,完整性较好直接顶泥 岩3.5灰黑色,性软,完整性较好伪 顶泥质页岩0.4极不稳定,随采随落直接底粉 砂 岩2.8灰黑色,层理发育,完整性较好基本底砂质泥岩1.4灰黑色,性软。附图1:工作面地层综合柱状图第四节地质构造一、其他因素对回采的影响(陷落柱、火成岩等)。3405工作面切眼距回风顺槽897.6米处有一陷落柱(X10),长轴长20米,短轴长15米,距回风顺槽口575.8米,处此无炭柱正在工作面中,对工作面回采有一定影响。附图2:工作面运输巷、回风巷、开切眼素描图。第五节水文地质3403工作面回采,根据该巷道掘进情况观察,在进、回风顺槽都打有水仓,必要时用来排水,水文地质条件比较简单。第六节影响回采的其他因素一、影响回采的其他地质情况(表5)表5:影响回采的其他地质情况表瓦斯涌出量绝对4.41m3/min相对1.36m3/t煤尘爆炸指数煤尘无爆炸性煤的自燃倾向性不易自燃煤层地温危害基本无危害冲击地压危害基本无危害二、冲击地压和应力集中区: 本矿及附近矿井未曾出现冲击地压,预计该工作面无冲击地压和应力集中危害。第七节储量及服务年限一、储量:Q工=k长g长hr(工作面工业储量=可采长度工作面长度煤厚容重)式中 Q工工作面工业储量,t; k长工作面顺槽长度, m; g长工作面长度,m; h煤层厚度,m; r煤的视密度,t/m3;Q工=15411765.81.45=228.1万吨Q可=( Q工- c停* g长* h*r)*93.1%工作面可采储量=(工业储量-停采储量)93.1%式中 Q可工作面可采工业储量,t;Q工工作面工业储量,万吨; c停工作面停采长度,m; g长工作面长度,m; h煤层厚度,m; r煤的视密度,t/m3;Q可=(Q工-1231765.81.45)93.1% 万吨 =(228.1-18.2)93.1% =195.4万吨二、工作面服务年限根据正规循环作业图表,确定循环数为5个,正规循环率为0.8。正规循环推进长度为800mm。则工作面每月推进度为96.0m。3405工作面可推进长度为1418m,则工作面可采14.77个月。第二章采煤方法 工作面采用倾斜长壁,后退式综合机械化放顶煤,顶板全部垮落的采煤方法(一采一放,机采3000mm100mm,放顶煤2800mm)。第一节 巷道布置一、工作面运输巷、回风巷及开切眼等巷道(一) 工作面巷道布置方式3405工作面采用三巷布置方式:运输顺槽沿煤层底板布置,为进风巷,用来进风、供电、供水、供液、运煤,装备带式输送机。回风顺槽沿煤层底板布置,铺设轨道,为回风巷,用来回风及辅助运料。专用排瓦斯巷沿煤层顶板布置,为上隅角、采空区专用排瓦斯巷,辅助回风,三巷沿煤层走向布置。开切眼沿煤层倾向布置。其中回风顺槽与专用排瓦斯巷中心线中至中为12m。(二) 巷道形状及断面规格 3405工作面巷道形状均为矩形,规格如下: 3405进、回风顺槽均沿煤层底板布置,净高2900mm,净宽4200mm 。 3405排瓦斯尾巷沿煤层顶板布置,净高2300mm,净宽3200mm。 3405切眼沿煤层底板布置,净高2700mm,净宽6500mm。(三)巷道支护形式 采用高强度锚杆,树脂锚固剂,加长锚固锚杆支护系统,并进行锚索补强的支护方式管理顶板。其中锚杆采用20,长度为2200mm的螺纹钢锚杆,金属网规格为12、2550mm铅丝网,锚杆托盘采用15015010mm的穹型托盘,锚索采用17.8的7股钢绞线,长度为7200mm。锚索托盘采用30030016mm的穹型托盘。二、硐室及其他巷道 在3403运输顺槽中部掘有一乳化泵站。附图3:工作面及巷道布置平面图第二节 采煤工艺一、 采煤工艺1.回采工艺为采煤机采用端头斜切进刀方式,双向割煤,液压支架及时支护顶板。2.工艺顺序:割煤拉架推前部溜放顶煤清煤拉后部溜3.主要工艺介绍:3.1割煤:采用MG200/500-WD1型双滚筒联合采煤机组。3.1.1割煤方式:双向割煤,采高3000mm100mm(尾巷处支架采高为2400mm2500mm),截深800mm。3.1.2进刀方式:端头斜切进刀,进刀距离不少于30m。当采煤机在煤溜机头将上一刀煤割通后,留30m停止追机作业,以防割支架前梁(伸缩梁);前滚筒下降割底煤,后滚筒上升割顶煤,退出距输送机机头30m处停机;将退出段前部煤溜推出,放5#-20#支架的顶煤,将采煤机前滚筒再次升起,后滚筒下降,采煤机向煤溜机头割煤;当割通后,将前滚筒下降割底煤,后滚筒上升割顶煤,采煤机开始由煤溜机头向机尾方向正常割煤;当采煤机割煤到机尾时,斜切进刀方式与机头相同。前端头斜切进刀A、机组割透前端头煤壁后对调上、下滚筒,割掉该处的台阶煤,然后沿溜子弯曲段,牵引机组逐渐斜切进入煤壁,当机组两个截深全部达到800mm,顺次拉架,推移前部溜,停机。B、推移前部溜子机头,依次拉排头架,拉后部溜子机头,拉转载机。C、对调上、下滚筒,返刀割三角煤,机组割透煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处的煤台阶,然后返空刀,顺次拉架。D、推移前部溜子机头,依次拉排头架,拉后部溜子机头,拉转载机,至此进刀完毕,之后正常向机尾割煤。后端头斜切进刀A、机组割透后端头煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处的煤台阶,然后沿溜子弯曲段,牵引机组逐渐斜切进入煤壁,当机组两个滚筒截深全部达到800mm,顺次拉架,推移前部溜,停机。B、推移前部溜子机尾,依次拉排尾架,拉后部溜子机尾。C、对调上、下滚筒,返刀割三角煤,机组割透煤壁后,对调上、下滚筒,割掉该处的煤台阶,顺次拉架。D、推移前部溜子机尾,依次拉排尾架,拉后部溜子机尾,至此,进刀完毕,之后,正常向机头割煤。3.2拉架: 割煤后,距采煤机后滚筒9000mm进行拉架,操作方式为本架操作,顺序拉架,拉架步距800mm。顶板破碎区或地质构造区按照本规程第三章、第二节、第二部分、第二条执行。3.3推前部溜:滞后拉架9000mm,即可推前部溜,顺序追机推溜,推溜步距800mm,推溜距采煤机的距离不少于12m,最大不超过40m。推溜时必须保证工作面煤溜能正常运行,严禁出现急弯,煤溜弯曲段不少于15m。顶机头(尾)时,必须停机,推前溜中间段时,严禁停机。3.4放顶煤:放顶煤滞后拉架5000mm,放顶煤前应先调整后部溜,使溜子处于有利于放煤的工作状态,排头排尾各三架不放顶煤。初放顶煤:当工作面推进18-20m老顶初次来压后,方可继续进行正常的放顶煤工作。初采时,当落山煤盖不严支架时可局部放顶煤。正常放煤:采煤机每割一刀煤,放顶煤一次。放煤顺序:采用多轮顺序均匀放煤,由两人同时操作,两人间隔不少于五个支架,依次顺序放煤,每架放煤都要均匀放出,放煤时,出现矸石就立即关闭放煤口,停止放煤。末采放顶煤:工作面距停采线13m时停止放顶煤。3.5清煤:滞后放顶煤7000mm开始清理浮煤,清理后的工作面浮煤厚度2m范围内平均厚度不得超过30mm,且保证能正常拉后部溜。3.6拉后部溜: 清净浮煤后,拉后部溜,滞后清煤5000mm。附图4:采煤机进刀方式示意图二、工作面正规循环生产能力W =LShrc式中 W正规循环生产能力,t; L工作面长度m; S正规循环推进长度m; h煤层厚度m; r煤的视密度t/m3;c工作面采出率% W =1760.85.81.4593.1% t =1102.42t(一)循环产量1. 工作面机采产量J=LSGrc式中 J工作面机采产量,t; L工作面长度m; S正规循环推进长度m; G煤层厚度m; R煤的视密度t/m3;C机采回收率%J=1760.831.4598% t =600.23t (机采回收率98%)2. 放顶煤产量F=LSdrc式中 F工作面放顶煤产量,t; L工作面长度m; S正规循环推进长度m; d顶煤层厚度m; r煤的视密度t/m3;c顶煤回收率%F=1760.82.81.4593.1% t =532t (二)日循环数根据正规循环作业图表,确定循环数为5个。(三)日产量 1102.4250.8=4409.68t (四)年产量 4409.68330=145.5万t/a附图5:正规循环作业图第三节 设 备 配 置工作面设备配备:表6: 综放工作面设备明细表序号设备型 号主要技术指标数量1刮 板输送机SGZ764/2200出厂长度:176m 输 送 量:800T/h刮板链速:1.1m/s22采煤机MG200/500-WD1装机功率:487.5KW 适应硬度:硬或中硬适应采高:1.303.20m13工作面液压支架ZF7200/17/33支护强度:0.93MPa 工作高度:3000mm对底板前端比压:1.56MPa 单架重量:23.5T 通风断面(约):13m1114过渡支架ZFG8000/18.5/33H 支护强度:1.02MPa 工作高度:3000mm初撑力:6184KN 单架重量:约24.8T通风断面(约):13.7m65转载机SZZ764/200能力:1000T/h 功率:200KW电压: 1140V16破碎机PCM110破碎粒度最大:300mm 功率:110 KW17可伸缩胶带输送机DSJ100/90/2160长度:1425m/110m 带宽:1000mm 能力:900T/h 功率:2160KW 电压:1140V18乳化液泵BRW400/31.5流量:400L/min 公称压力:31.5 MPa功率:250KW 29喷雾泵BPW320/10流量:320L/min 压力:16 MPa 功率:75 KW 110单体支柱DW35-300/110X支护高度:2.-3.5m 阻力:300KN50011供 电通讯系统移动变电站开关 绞车附图6:综放工作面生产系统及设备布置示意图第三章 顶板控制第一节 支护设计一、工作面支护设计1.实测类比法确定支护强度:表7: 支护强度对比表矿工作面架型支架工作阻力(KN)支架支护强度(KN/m)备注平均最大平均最大晋城成庄矿ZFS5000/17/33B28124196388.3559.5已安全开采大阳煤矿ZF3300/17/28/已安全开采唐安煤矿ZF7200/17/332.由以上计算和数据资料可知,本煤层条件下,ZF7200/17/33型支架的支护强度为0.93Mpa,初撑力为6184KN,工作阻力7200 KN,满足支护顶板的要求。3.同上理,本工作面选用的DW35-300/110X型单体液压柱,工作阻力为300KN,底座面积为124.5cm2,由此可知本工作面使用上述单体液压柱能够满足顶板支护的要求。二、乳化液泵站(一) 泵站型号、数量 乳化液泵型号为WRB400,二台,一用一备。(二) 泵站设置位置乳化液泵站安装于运输顺槽中部,位于巷道东侧。(三)泵站使用规定1、启动泵站前,应首先检查各部件有无损伤,各连接螺栓是否紧固,润滑油要正常,液位要适当,乳化液浓度3-5%,各种保护齐全可靠,运行方向为正向。2、泵启动后,要注意监听泵的运转状态,如有问题要立即停泵处理,严禁带病运转,严禁反向运转。3、非正常停泵后再启动时,必须得到停泵人的命令后方可开泵。开泵前必须向工作面发出开泵信号再等5s后再启动。4、检修泵时必须将开关停电闭锁。5、泵的卸载整定值不超过31.5MPa,供液压力不低于30MPa,严禁随意调整安全阀的整定值。6、泵的放置要稳妥牢靠,始终让泵处于水平状态。7、加强液压系统的清洁卫生,泵箱过滤器要定期清洗,乳化泵箱每半个月清洗一次。各种胶管和液压元件应保持清洁,严禁泵箱随意敞口,严禁不经过滤网直接向泵箱加入乳化油。第二节 工作面顶板控制一、 正常工作工作面顶板控制1. 工作面支架布置形式:排头架: ZFG8000/18.5/33型过渡支架3架。排尾架:ZFG8000/18.5/33型过渡支架3架。中间支架:ZF7200/17/33型普通支架111架。 2.支架说明书:表8: ZF7200/17/33液压支架技术特征表名 称单 位数 值初撑力KN6184工作阻力KN7200支架高度mm17003300支架宽度mm14201590支护强度MPa0.930.96中心距mm1500系统工作压力MPa31.5泵站供液压力MPa30支护面积m8.6最大控顶距mm5380最小控顶距mm4580支架重量T23.5通风断面m13(工作面高度3m)支护形式及时支护 3.顶板管理措施1、保证支架完好,使支架处于良好的工作状态,升支架时要达到初撑力要求:2、将顶、底板割平确保支架有良好的接顶性能和支护状态。3、片帮严重处和顶板破碎处要超前拉架,防止冒顶漏矸。4、采空区局部悬顶面积不超过10m2。5、支架到位后,将支架升紧,接顶严密。 6、机组停机时必须将支架拉到最小控顶距内。7、本工作面端面距为340mm。8、本工作面泵站最大工作压力为31.5MPa,额定工作压力为30MPa。二、特殊时期的顶板控制1工作面初次开采、初次来压及周期来压、初次放顶、末次放顶的顶板控制。工作面初次开采、初次来压及周期来压、初次放顶、末次放顶的支架形式不变。在回采中,一定要加强顶板观测工作。正常生产时,根据以往综放工作面的经验必须有计划地安排初次来压和周期来压期间的工作,将工作面支架升紧,顶梁升平,伸缩梁伸出,保证支架对顶板支撑均匀,接顶严密,护帮有力。两巷超前支护齐全,保证质量。有异常情况及时采取措施,要充分利用好工作面监测、监控数据,做到超前防范。末次放顶届时制定专门措施。附:(3405综放工作面初采初放措施) 2过无炭柱、断层等顶板破碎区段的顶板控制措施本工作面受断层等地质构造影响,部分地段条件不好时顶板较破碎。在回采中,必须加强顶板管理,防止片帮、冒顶事故发生。为确保安全生产,应采取如下措施:1、割煤后,及时拉架护顶,片帮严重处要超前拉架。拉超前架时,要保证机组顺利通过,不得互相干扰,以免损坏设备。否则要另行制定保护措施。2、片帮大的地方及时在煤帮挑走向棚支护顶板。3、工作面初次来压,周期来压期间,要及时在片帮宽度大顶板破碎处,垂直煤壁将一些长短适宜的板梁及金属网放在架内以防冒顶时使用。(三)采空区采用全部垮落法处理。第三节 运输巷、回风巷及端头顶板控制一、工作面运输巷、回风巷的顶板控制:(一)进风巷超前支护: 进风巷超前支护采用形钢梁加单体支柱加强支护,分别在工作面煤帮侧和保安煤柱侧距转载机帮200mm和300mm处支设液压单体柱,每根形钢梁下执行一梁三柱,转载机跑道后至工作面煤壁段形钢梁下执行一梁四柱,支柱排距600mm,顶板破碎必须密集支护,有片帮现象时必须背好帮,行人侧宽度不小于700mm,采用DW35-300/110X型单体液压支柱支护,超前支护分别由三个生产班进行支护,超前支护距离要保证每班不少于30m(距工作面煤壁),超前支护内浮煤必须清净,所有支护的液压单体柱压力必须达到要求,所有单体柱和形钢梁必须设有防掉、防倒保护,超前支护内所有锚索加防护套。(二)回风巷超前支护:回风巷超前支护采用形钢梁加单体支柱加强支护,分别在工作面煤帮侧和保安煤柱侧距顺槽两帮600mm和600mm处支设液压单体柱,每根形钢梁下执行一梁三柱,支柱排距600mm,顶板破碎必须密集支护,有片帮现象时必须背好帮,行人侧宽度不小于700mm,超前支护由检修班支护,超前支护距离要保证三个生产班每班不少于30m(距工作面煤壁),采用DW35-300/110X型单体液压支柱支护,超前支护内浮煤必须清净,所有支护的液压单体柱压力必须达到要求,所有单体柱和形钢梁必须设有防掉、防倒保护,超前支护内所有锚索加防护套。(三)进风巷端头支护:前端头三架过渡支架不放顶煤,铺金属顶网(规格为1600 mm6000 mm),用来维护后溜机头的工作空间。每割一刀煤连一次网,和进风巷超前支护顶网搭接好,并且顶梁前端网下垂梁沿不小于800mm ,便于再一循环挂网时的联接,铺金属顶网时,长边搭接不少于200mm,短边搭接不少于200mm,用联网丝联好,每米不少于5扣,每扣扭结不少于3圈。随着循环的推进,将影响采煤机即将割煤的工作面侧的单体柱逐根回掉。严禁超前回撤,造成三角区的片帮冒顶。巷道中不影响推进的单体柱不能提前回收,要一直延伸到和排头架切顶线相齐。工作面安全出口处,采用两根长形钢梁配合单体支柱加强支护,分别与过渡架前梁和尾梁平行支设,进行抬棚加强支护,安全出口必须保证行人正常通过。转载机移到位后,紧靠转载机机尾轮处支设第一排切顶柱,第二排切顶柱距第一排切顶柱间、排距不得大于600mm,靠转载机机尾侧第一排切顶柱要支设有一根不大于75的迎山戗柱;靠保安煤柱侧切顶柱根据现场情况,若支设第一根戗柱后空间达600mm要支设第二根迎山戗柱。切顶柱帽为600mm的小形钢梁,端头工要认真执行先回收切顶柱,再拉过渡支架,最后再将转载机移到位。回收最后一排切顶柱前,必须由排头架侧向煤柱侧逐根回收,最后回收切顶柱的戗柱;顶板破碎时,可采用密集支护或架抬棚支护。移转载机前将前方阻碍的单体柱临时回收,移过转载机后及时补上空缺的单体柱。采煤机组由机头割煤到机尾时,前端头工作人员可组织替换三角区3200mm的形钢梁,替换成2000mm的形钢梁后在三角区要及时移抬棚或支设点柱。采煤机组割煤距端头三角区10m时,工作人员及时撤离。替换下的形钢梁和单体柱,可临时放在转载机盖板上,工作人员替换形钢梁结束后及时撤离三角区范围,并将替换下的形钢梁和单体柱及时挪到指定地方,并且摆放整齐。并把受到影响的单体柱全部扶正。所有支护的液压单体柱压力必须达到要求并设有防倒保护。(四)工作面后端头支护:后端头三架过渡支架不放顶煤,铺金属顶网(规格为1600 mm6000 mm),用来维护后溜机尾的工作空间。每割一刀煤连一次网,和回风巷超前支护顶网搭接好,并且顶梁前端网下垂梁沿不小于800mm,便于再一循环挂网时的联接, 铺金属顶网时,长边搭接不少于200mm,短边搭接不少于200mm,用联网丝联好,每米不少于5扣,每扣扭结不少于3圈。随着循环的推进,将影响采煤机即将割煤的工作面侧的单体柱逐根回掉。严禁超前回撤,造成三角区的片帮冒顶。巷道中不影响推进的单体柱不能提前回收,要一直延伸到和排尾架切顶线相齐。工作面安全出口处,采用两根长形钢梁配合单体支柱加强支护,分别与过渡架前梁和尾梁平行支设,进行抬棚加强支护,安全出口必须保证行人正常通过。紧靠后部煤溜机尾轮处支设第一排切顶柱,第二排切顶柱距第一排切顶柱间、排距不得大于600mm,靠后部机尾侧第一排切顶柱要支设有一根不大于75的迎山戗柱;靠保安煤柱侧切顶柱根据现场情况,若支设第一根戗柱后空间达600mm要支设第二根迎山戗柱。切顶柱帽为600mm的小形钢梁,端头工要认真执行先收切顶柱,再拉过渡支架,及时补上煤溜机尾后方的液压单体柱。回收最后一排切顶柱前,必须由排头架侧向煤柱侧逐根回收,最后回收切顶柱的戗柱;顶板破碎时,可采用密集支护。所有支护的液压单体柱压力必须达到要求并设有防倒保护。(五)进、回风巷退锚索、锚杆退顶部锚索、锚杆工作由各班端头工负责,每个循环退锚索范围为工作面前部煤溜机头、机尾至端头区域。如果顶板破碎时,可以有计划地预留部分顶锚索、锚杆螺帽不退,确保工作面回采以后,端头内顶板顺利跨落,回完切顶柱后未跨落顶板距最后一排切顶柱不大于3000mm为原则。退锚索工作用QM18-250/50型锚索退锚器进行,退锚时操作人员首先要对退锚机各接口联结件及密封胶管进行检查,确认完好后方可进行作业。退锚工作由三人配合进行,其中一人打压,一人观山,一人扶千斤顶,扶千斤顶的人员要站的高度要合适(站在梯子上时观山人员要扶好梯子)。脚要站稳,扶好千斤顶,将千斤顶套至锚索根部,将千斤顶上口与锚索锁具接触可靠后,打压人员将气动泵的气门打开加压,直至千斤顶将锚索咬紧后停止打压,扶千斤顶人员将千斤顶用专用防掉绳固定于巷道顶部金属网上,然后撤至安全地点,打压人员继续打压待锚索被拉出20mm后,停止打压,扶千斤顶人员从观察口处理锁具将锁芯取出,锁芯取出后,扶千斤顶人员扶好千斤顶,打压人员通过换向阀换向,逐渐对千斤顶减压,然后在观山人员配合下解开捆绑铅丝,将千斤顶取下。在减压过程中要密切监视顶板情况,如有异常要停止减压,经处理后方可继续对千斤顶减压,退锚索时观山、打压及扶千斤顶人员要互相配合,其他无关人员不许进入作业区域。用专用气扳机卸顶板锚杆螺帽时,人员要随时注意脚底,避免踩空出现意外事故,卸螺帽时必须同时将托盘卸下。锚索、锚杆卸下的锁具、螺帽、锚杆和托盘等要捆成一串整齐码放至指定地点。工作面侧巷道煤帮锚杆退锚用专用扳手,卸掉的螺帽、托盘、钢带,回收到指定地点,码放整齐。二、工作面安全出口的管理(一) 支护形式 两安全出口,每班设专人进行清理维护,确保巷道高度不低于1800mm,人行道宽度不小于700mm。工作面和两顺槽回出的托板、锚杆等杂物要及时运出工作面超前支护以外,并分类码放整齐。 (二)质量要求1、支柱纵横成线,偏差小于100mm。2、支柱要支到实底,并做到迎山有力,单体支柱初撑力不小于90kN,不得出现空载支柱。3、所有单体柱三用阀方向一致,注液孔一律朝向老空或非行人侧。4、所有单体柱必须设有防倒保护。5、不得使用失效的、缺爪的单体柱。(三)与其他工序之间的衔接关系 采煤机端头进刀时,严禁支回柱和挂联网。三、支护材料的使用数量和存放管理 工作面回风巷材料场要常备有3000mm长木梁10根,道木20根,单体液压柱5 根,物料要分类码放整齐。附图7:综放面设备布置及两巷支护示意图附图8:综放面支架最大、最小控顶距剖面图第四节 矿 压 观 测一、KJ-327型矿山压力监测仪的安设:工作面共安设1套主站,7套分站压力监测仪,主站安装于工作面4#架,7套分站分别安装于工作面5#架、23#架、41#架、59#架、77#架、95#架、113#架,每套压力仪分别除监测同一支架的前后柱立柱下腔的压力情况外,还同时监测左右相邻架前后柱立柱下腔的压力情况;其余支架安装机械式压力表监测。二、压力表的检查记录和动态分析由兼职矿压记录人员负责,发现矿压显现异常及时向生产科和队部汇报,并协助采取相应处理措施。三、顶板离层仪的监测、记录与分析顶板离层仪的监测由通风队顶板离层仪观察人员负责,观察周期为每周观测一次。超前支护单体柱初撑力由本队端头工使用便携式单体柱初撑力检测仪进行检测,确保超前支护支护质量。第四章 生 产 系 统第一节 运 输一、运输设备及运输方式运煤设备型号装转方式前部运输机SGZ764/2200自动后部运输机SGZ764/2200自动转 载 机SZZ764/160自动破 碎 机PCM110自动可伸缩胶带运输机DSJ100/90/2160自动二、移溜(转载机、破碎机等)方式 推前部运输机滞后采煤机后滚筒15m以外分段推入,拉后部运输机在放完煤后分段拉回。移溜都是利用支架推移千斤顶来完成的。拉转载机是利用转载机自带的迈步千斤顶自动来完成。三、运煤路线 3405工作面前(后)刮板运输机-转载机-3405运输顺槽皮带输送机-四盘区皮带运输大巷皮带输送机七五二皮带运输大巷皮带输送机-井底煤仓-主斜井胶带输送机-地面。四、辅助运输路线 材料设备由地面副斜井井底车场七五二轨道运输大巷-四盘区轨道运输大巷3405回风(运输)顺槽3405工作面。附图9:运输系统示意图。第二节 “一通三防”与安全监控一、通风系统(一)风量计算1.按瓦斯涌出量计算:根据煤矿安全规程规定,按综放工作面回风流中瓦斯的浓度不超过1%,综放工作面尾巷风流中瓦斯浓度不超过2.5%的要求计算:Q采= Q回+Q尾=100*q 1CH4*K 1CH4+40*q 2CH4尾*K 2CH4(m3/min) =100*1.29*1.4+40*3.12*1.7=393 m3/min 式中: Q采综放工作面实际需要风量,m3/min;Q回综放工作面回风巷实际需要风量,m3/min;Q尾综放工作面尾巷实际需要风量,m3/min;q 1CH4综放工作面回风巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量。根据2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果取1.29m3/min;q 2CH4尾综放工作面尾巷风流中瓦斯的平均绝对涌出量。根据2010年度矿井瓦斯等级鉴定结果3.12m3/min;K1CH4综放工作面回风巷风流中瓦斯涌出不均衡通风系数(根据2010年3403综放面统计结果取值1.4);K2CH4尾综放工作面尾巷瓦斯涌出不均衡通风系数(根据2010年3403综放面统计结果取值1.7);100按采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过1%的换算系数;40采煤工作面回风流中瓦斯浓度不应超过2.5%的换算系数。2.按气象条件计算需要风量:按工作面气象条件计算: Q采=Q基本K采高K采面长K温 (m3/min) =941.4*1.2*1.2*1=1356 m3/min 式中:Q采回采工作面实际需要风量,m3/min; Q基本不同采煤方式工作面所需要的基本风量,m3/min; Q基本=60*V*S=60*1.5*10.46=941.4 m3/minV表示工作面的适宜风速(不小于1m/s)取 1.5m/sS表示工作面平均有效断面积10.46,可按下式计算:S=(L大+L小)/2HK面= (5.38+4.58)/230.7=10.46L大综放工作面最大控顶距5.38mL小综放工作面最小控顶距4.58mH工作面平均采高3mK面 工作面有效断面系数:综采面取0.7;K采高回采工作面采高调整系数(采高2.5m及放顶煤工作面取1.2)取1.2;K采面长回采工作面长度调整系数(工作面长度150-180m为1.2)取1.2;K温回采工作面温度调整系数(20为1)取1.0;3、按回采工作面同时作业人数计算需要风量Q采=4N=4*58=232 m3/min式中:N工作面最多人数,N=58人;4按照每人供风量不小于4 m3/min计算。4、按二氧化碳涌出量计算Q采=67qCo2kCo2 =67*0.9*1.4=84 m3/min式中:qco2-综放面根据2010年鉴定结果平均绝对二氧化碳涌出量0.9 m3/min; kCo2-综放面二氧化碳涌出不均匀的备用风量系数等于日最大绝对二氧化碳涌出量和月平均的绝对二氧化碳涌出量的比值,根据2010年统计结果取1.4; 67按综放面回风流中二氧化碳浓度不超1.5%的换算系数。5、通过以上公式计算,取其中计算结果最大值,即Q采=1356 m3/min,按照煤矿安全规程规定的风速要求进行验算a)验算最小风量 Q采 60*0.25Scd=60*0.25*11.3=170 m3/min Scd=L大*H*70%=5.38*3*70%=11.3 经计算:Q采 170 m3/minb)验算最大风量 Q采 60*4Scs=60*4*9.62=2308.8 m3/min Scs=L小*H*70%=4.58*3*70%=9.62 经计算:Q采 2308.8 m3/min 式中:Scd(Scs)采煤面最大(小)有效控顶有效断面11.3(9.62)m2由于170m3/min1356m3/min2308.8m3/min,所以确定3405综放工作面设计风量为Q采=1356 m3/min符合煤矿安全规程要求。(二)通风路线 新鲜风流: 地面(主)副斜井-752皮带(轨道)运输大巷四盘区皮带(轨道)运输大巷-3405运输顺槽3405工作面 3405排瓦斯尾巷 污风风流:工作面- -四盘区总回风大巷-掌握风井-地面3405回风顺槽附图10:3405工作面通风系统示意图二、分站、电源箱:在3405进风巷口设KJ2007F型监控分站1台,KDW6B型不间断本安电源箱1台(自带断电仪)。在四盘区轨道运输巷中,3405回风巷口,设KJ2007F型监控分站1台,KDW6B型不间断本安电源箱1台(自带断电仪),电源等级均为660V,供电电源取自闭锁开关的电源侧。分站、电源箱设置在便于人员观察、调试、检验及支护良好、无滴水、无杂物的进风巷道或硐室中,安设时应垫支架,或吊挂在巷道中,使其距巷道底板不小于300mm。三、瓦斯防治(一)瓦斯检查(设点、次数)1、所有人员进出回风巷时,严禁将两道风门同时打开,若风门关闭不严或其他通风设施受损要及时通知通风队修复。2、每班班长必须携带便携式甲烷检测报警仪,经常检查工作面各处瓦斯情况。3、每班机组司机必须携带便携式甲烷检测报警仪,随时监测采煤机附近瓦斯情况。4、工作面设两名专职瓦斯员检查工作面及进风流、回风流、尾巷、混合风流、上隅角、机组附近等地点的瓦斯,瓦斯员实行“三检查”、“三汇报”及交接班制度,严禁空班、漏检。5、生产过程中出现便携式甲烷检测报警仪或监控探头报警必须按规定分别采取停产、断电、撤人等措施,及时查明原因,将瓦斯处理到允许范围内时方可恢复正常生产。6、工作面各瓦斯探头必须按规定与有关设备实行瓦斯电闭锁。7、工作面生产期间排瓦斯尾巷下部附近三架采高控制在24002500mm,正常情况下,严禁架前漏风。8、排瓦斯尾巷按禁区管理,悬挂“禁止入内”牌,未经矿领导审批任何人不得进入。(二)、甲烷传感器: 在3405上隅角、3405工作面、3405中部回风流、3405回风流1、3405回风流2、3405回采尾巷、3405回采混合回风流分别设GJC40(A)型甲烷传感器1台。上隅角甲烷传感器位于上隅角距最后一排切顶柱不大于800mm、工作面甲烷传感器位于回风巷中距工作面不得大于10米、中部回风流甲烷传感器位于回风巷中部距回风口不小于500米处、回风流1甲烷传感器位于回风巷中距回风斜巷口1015米处、回风流2甲烷传感器位于回风斜巷中距专用回风巷1015米处、尾巷甲烷传感器位于尾巷中距专用回风巷1015米处、混合回风流传感器位于专用回风巷中距尾巷口下风侧1015米处。甲烷传感器布置在巷道上方,垂直悬挂,距离顶板不得大于300mm,距离巷帮不得小于200mm,且该处巷道顶板要坚固、无淋水。甲烷传感器报警浓度、断电浓度、复电浓度、断电范围如下:T1上隅角甲烷传感器报警浓度1.0%;断电浓度1.0%;复电浓度1.0%;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T2工作面甲烷传感器报警浓度1.0%;断电浓度1.5%;复电浓度1.0%;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T3中部回风流甲烷传感器报警浓度1.0%;断电浓度1.0%;复电浓度1.0%;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T4回风流1甲烷传感器报警浓度1.0%;断电浓度1.0%;复电浓度1.0%;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T5回风流2甲烷传感器报警浓度1.0%;断电浓度1.0%;复电浓度1.0%;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T6尾巷甲烷传感器报警浓度2.5%;断电浓度2.5%;复电浓度2.5%;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备T7混合回风流甲烷传感器报警浓度1.0%;断电浓度1.0%;复电浓度1.0%;断电范围:工作面及其回风巷内全部非本质安全型电气设备(三)、开停传感器:在3405进风巷皮带运输机和3405工作面采煤机供电电缆上各设KGKT-C10型开停传感器1台。(四)、馈电传感器:在3405回风巷闭锁开关和3405工作面闭锁开关的负荷侧各设馈电传感器1台(用KDG3D型断电仪代替监测馈电状态,电源等级660V,供电电源取自所监测开关的电源侧),用于监测被控设备是否断电。(五)、一氧化碳传感器:在3405进风巷带式输送机滚筒下风侧1015米处设置KGA3型CO传感器1台,报警浓度为0.0024%。一氧化碳传感器应垂直悬挂,距顶板(顶梁)不得大于300mm,距巷壁不得小于200mm,并应安装维护方便。(六)、烟雾传感器:在3405进风巷带式输送机滚筒下风侧1015米处设置KGN2型烟雾传感器1台。(七)、风门开关传感器: 在3405回风巷和3405回风斜巷每道风门的正向风门上分别设置KGE23型风门传感器1组。当每道正向风门打开时,发出声光报警信号。(八)、风速传感器:在3405尾巷和3405回风巷测风站内设GFD15型风速传感器1台,报警浓度为4m/s。风速传感器设置在巷道前后10m内无分支流、无拐弯、无障碍、风速无变化,能准确反应风量的地点,当风速超过规定值时,发出声、光报警信号。九、声光报警器:在3405回风巷口分站附近和3405进风巷分站附近分别设KXB1型声光报警器1台,当接收到断电指令或超限时,能够发出声光报警(十)、断电仪:在3405泵站内设置KDG3D型断电仪一台,用于闭锁3405回采工作面所有非本质安全型设备电源。(十一)、机载式甲烷断电仪:采煤机设置DJB4型机载式甲烷断电仪1台、GJC4型机载式甲烷传感器1台。T8机载式甲烷传感器:报警浓度1.0%;断电浓度1.5%;复电浓度1.0%;断电范围:采煤机电源。(十二)、便携式甲烷检测报警仪:队长、工程技术人员、班长、流动电钳工、采煤机司机下井时,必须携带便携式甲烷检测报警仪。(十三)、维护:1、瓦检员每班使用光干涉甲烷检定器与甲烷传感器进行对照,并将记录结果报地面中心站值班员。当两者读数误差大于允许误差时,先以读数较大者为依据,采取安全措施,并通知安全监测工必须在8h内将两种仪器调准。2、下井管理人员发现便携式甲烷检测报警仪与甲烷传感器读数误差大于允许误差时,应立即通知监控中心进行处理。3、安装在采煤机上的机载断电仪,由司机负责监护,并应经常检查清扫,瓦检员每班使用光干涉甲烷检定器与甲烷传感器进行对照,当两者误差大于允许误差时,先以读数最大者为依据,采取安全措施,并立即通知安全监测工,在8h内将两种仪器调准。4、对需要经常移动的传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等,由班组长负责按规定移动,严禁擅自停用。5、井下使用的分站、传感器、声光报警器、断电控制器及电缆等由队长、班组长负责使用和管理。6、低浓度甲烷传感器经大于4%CH4的甲烷冲击后,应及时进行调校或更换。7、使用中的传感器应每天除尘;传感器应保持干燥,避免洒水淋湿;维护、移动传感器应避免摔打碰撞。附表1:3405综放工作面监控设备一览表序号名称型号单位数量1甲烷传感器GJC40(A)台72开停传感器KGKT-C10台23风门开关传感器KGE23组44一氧化碳传感器KGA3台15烟雾传感器KGN2台16风速传感器GFD15台27机载式甲烷断电仪DJB4台18机载式甲烷传感器GJC4台19断电仪KDG3D台210声光报警器KXB1台211监控分站KJ2007F台212不间断本安电源箱KDW6B台2附图11:3405综放工作面监控系统示意图、监控系统断电控制示意图(十四)、产量监控系统:在3405综采工作面顺槽皮带上安装一台KJ318型电子皮带秤用于3405工作面的产量监测。并运用数字化和网络传输技术,对3405综采工作面煤炭产量实施远程监测。(十五)、井下作业人员管理系统: 矿井使用KJ69N型井下作业人员管理系统一套。在四盘区轨道运输巷中3405回风巷口设置KJF80.1型人员定位监控分站一台,分别在3405进风巷中距3405工作面50m-100m处、距进风巷口30m处、在3405回风巷中距工作面50m-100m处、距回风巷口30m处、3405专用排瓦斯巷口各设置KJF80 .2A型无线接收器一台,用于监测3405综采工作面作业人员情况。四、综合防尘管路系统(一)防尘管路系统为了净化环境,保护职工身体健康,工作面设计了一套洒水防尘系统,具体布置如下:在运输顺槽、回风顺槽设防尘静压管道,地面蓄水池-副斜井-井底车场-四盘区皮带(轨道)运输大巷-3405进风(回风)顺槽-各用水点。 进回风巷分别设置防尘静压管路,进风顺槽每隔50m,回风顺槽每隔100m,在防尘管路设置三通阀门,用以随时接出用水管路。在泵站内安设两组喷雾泵,一组由进风巷高压管路供往进风巷转载机、破碎机、机组、煤溜机头喷嘴。进风巷距工作面30米范围内设置两道净化水幕,回风巷设置三道净化水幕,位置分别距工作面9m、19m、29m,在运输顺槽和回风顺槽各设置三组隔爆水棚。附图12:综合防尘系统图(二)防尘措施1. 机组内喷雾装置必须完好,坚持无水不开机。2. 为降低割煤时的煤尘浓度,特在采

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